四川某锂多金属矿选矿试验

针对四川某锂多金属矿钽铌回收率低的问题,通过矿石性质分析,采用锂辉石钽铌矿混合浮选—锂辉石精矿磁选—磁选精矿重选回收钽铌的联合工艺,对含Li_2O 1.65%、Ta_2O_5 0.009%、Nb_2O_5 0.021%的原矿进行选别,获得了锂辉石精矿Li_2O品位为5.94%、回收率为85.82%的试验指标,并有效提高了矿石中钽铌矿的回收率。     

鞍山某铁矿石磁选—反浮选试验研究

鞍山某铁矿石铁品位为32.19%,铁主要以磁铁矿及赤铁矿形式存在,主要脉石矿物为石英。针对该矿石采用磁选—反浮选原则流程进行试验研究,以期确定合理的工艺参数,为该类矿石资源的高效开发利用提供技术支撑。结果表明:原料在磨矿细度-0.045 mm含量为85%,弱磁选磁场磁感应强度为0.1 T,强磁选背景磁感应强度为0.5 T的条件下得到混合磁选精矿;再采用1次粗选1次精选3次扫选反浮选工艺,反浮选中抑制剂淀粉用量为320 g/t、活化剂氧化钙用量为500 g/t、油酸类捕收剂总用量为135 g/t（粗选为90 g/t和精选为45 g/t）;获得了铁品位为69.97%、回收率80.64%的铁精矿。      

江西某低品位锂辉石矿选矿试验

针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题,进行了选矿试验研究。结果表明：将450 g/t碳酸钠+300 g/t氢氧化钠加入磨机中,矿石磨细至-0.076 mm占70%,脱去-0.15 mm粒级矿泥,以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选,可获得Li2O品位为4.45%、回收率为74.17%的锂辉石精矿,精矿Li₂O品位较现场工艺提高了0.39个百分点,回收率提高了12.59个百分点;锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁,获得了Fe₂O₃含量为0.18%的长石精矿。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石 Li2O 品位 1. 53%、Ta2O5 品位 0. 025%、Nb2O5 品位 0. 006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。 为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重 选试验研究。 确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。 试验结 果表明:原矿在磨矿细度-0. 076 mm 占 75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选 工艺分选指标,强磁选精矿经摇床 1 次粗选、1 次精选获得 Ta2O5 品位 21. 35%、对原矿回收率 23. 03%的钽铌精矿;以 碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂 T-88 为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进 行锂辉石浮选试验,经 1 次粗选、2 次精选、1 次扫选、1 次中矿再选锂,获得 Li2O 品位 5. 60%、对原矿回收率 76. 13% 的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。 试验结果为该类型矿石的工业开发奠定了基础。     

鲁南矿业浮选尾矿再选工艺研究

鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿,现场生产反浮选尾矿品位达27%,以磁铁矿形式存在的铁占76.54%,存在回收的可能性。采用磁选-反浮选工艺对现场浮选尾矿进行再选试验,结果表明：在再磨细度为-0.043 mm占90%、磁场强度为110 kA/m时,可以得到铁品位为44.36%的磁选精矿,将其作为反浮选的给矿,在浮选温度为35℃,粗选NaOH用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO为300 g/t、MD-27为300 g/t、矿浆浓度为40%时,经1粗1精2扫闭路反浮选,得到的精矿铁品位为62.39%、回收率为49.36%,满足了公司对铁精矿品质的要求,可以作为现场流程改造的依据。     

恩施某鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用磁化焙烧—磁选—反浮选流程对恩施某细粒嵌布鲕状赤铁矿矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在还原剂用量为7%、焙烧温度为850℃、焙烧时间为90 min条件下焙烧后,磨细至-0.074 mm占85%,在磁场强度为278.67 kA/m条件下弱磁选,磁选精矿在NaOH用量为1 500 g/t、淀粉用量为1 200 g/t、CaO用量为900 g/t、RA-715用量为750g/t、2#油用量为20 g/t条件下进行浮选试验,可以获得铁品位为63.78%,回收率为58.72%,含磷0.25%的铁精矿。     

关宝山铁矿石搅拌磨细磨—磁选—反浮选试验

鞍钢关宝山铁矿石属矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均的铁矿石,为实现矿石的高效利用,采用搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺对现场二段球磨给矿进行磨矿细度、药剂制度等工艺参数研究。结果表明,铁品位为45.90%的矿样在搅拌磨细磨至-0.043 mm占85%的情况下,采用1次弱磁选(磁场强度为100 k A/m)、1次强磁选(背景磁感应强度为0.7 T)、混磁精矿1粗1精3扫反浮选流程处理,反浮选中淀粉用量为685 g/t、氧化钙用量为1 000 g/t、RA715总用量为455 g/t(粗选为320 g/t、精选为135 g/t),获得了铁品位为66.23%、铁回收率为85.87%的铁精矿。     

四川某锂多金属矿石选矿试验

四川某低贫锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石,Li_2O含量为1.20%,伴生的有益组分为铌、钽,Nb_2O_5+Ta_2O_5含量为0.0222%。为确定该矿石的开发利用工艺,对矿石进行了选矿试验研究。结果表明,以自主开发的新药剂EM-PN5为锂铌钽混浮捕收剂,采用浮选—弱磁选—强磁选—重选流程处理,获得了Li_2O品位为5.73%、Li_2O回收率为85.63%,Nb_2O_5含量为0.020%、Ta_2O_5含量为0.028%、Nb_2O_5回收率为30.78%、Ta_2O_5回收率为47.00%的锂精矿;以及Nb_2O_5品位为20.610%、Ta_2O_5品位为16.290%、Nb_2O_5回收率为54.90%、Ta_2O_5回收率为47.34%的铌钽精矿。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收

为实现江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽及长石的综合回收, 开展了选矿综合回收试验研究。研究结果表明, 该锂辉石矿石英、长石含量高, 采用高选择性药剂ZH与氧化石蜡皂组合作为锂辉石捕收剂, 可降低细泥在锂辉石表面的罩盖影响, 优化矿浆流体环境; 在原矿含Li₂O为1.51%、Ta₂O₅为0.022%的条件下, 以氧化石蜡皂+ZH组合捕收剂浮选回收锂辉石, 采用细泥摇床重选工艺回收浮选尾矿中的钽矿物, 重选尾矿采用"弱磁选—强磁选"工艺除铁后作为长石精矿, 获得了含Li₂O 5.62%、回收率为74.65%的锂辉石精矿和Ta₂O₅品位为18.78%、回收率为40.21%的钽精矿, 以及产率为49.16%、含Na₂O 2.45%、K₂O 4.60%、TFe 0.15%、白度为62.9%的长石精矿。该工艺流程选矿试验指标良好, 实现了硬岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收。      

某锂辉石矿石重介质分选—浮选工艺优化研究

为了优化山东某锂辉石矿石选矿厂1 200 t/d重介质分选流程,以原浮选和重介分选数据为基础,结合破碎后的原矿浮沉试验结果,对重介质分选—浮选联合分选工艺进行了优化试验研究。试验结果表明,该锂辉石矿石采用重介质分选是可行的;原矿中主要有价矿物为锂辉石和钽铌锰矿,脉石矿物主要是石英、长石和云母等;新型NTMC500-350/400-T三产品重介质旋流器分选效果明显提升,在分选密度2.90 g/cm3、精矿Li₂O品位4.30%时,改进后的X型旋流器的精矿Li₂O回收率比Y型的约高7.00%;改进后的重介质分选工艺在第一段分选密度2.80 t/m3、第二段分选密度3.15 t/m3时,得到Li₂O品位5.20%的化工级锂精矿;将重介质中矿给入浮选流程再处理,重介质分选—浮选联合工艺最终得到精矿产率35.46%、Li₂O品位5.20%、Li₂O回收率83.43%的分选指标。该工艺减少了浮选工艺入磨矿量,降低了运行成本高和原矿损失率。      

重色浮联合选矿工艺回收某花岗岩型锂辉石中的锂

我国锂资源消耗量逐年攀升,而国内矿石型锂资源品位较低,卤水型锂资源开发难度较大,锂精矿产品难以满足国内生产需要。国外某锂辉石跳汰分选中矿作为进口锂精矿的附加产品购进,为探究其选矿 工艺,以矿石性质研究结果为基础,采用重色浮联合选矿工艺进行了选矿试验研究。结果表明：①试样中Li2O含量为3.60%,主要有价矿物为锂辉石,主要脉石矿物为长石、石英和云母。锂辉石粒度大部分在1 mm以上 ,主要脉石和连生体粒度为2 mm以上;②+0.5 mm粗粒原料在重液密度为2.85 g/cm3时,可以获得Li2O含量大于5.5%的锂辉石精矿,精矿作业回收率较高,经计算机模拟所得两段连续重介质旋流器分选预测结果与之契 合度高,工业推广可行性高;③+0.5 mm粗粒原料采用筛分分级—重悬浮液分选流程,在介质密度为2.70 g/cm3的条件下,可以抛掉产率为21.76%,Li2O品位为0.18%的重液尾矿,Li2O在重液尾矿中的金属量损失仅为 1.09%;④重液精矿经色选机分选,精矿Li2O品位由5.73%提高至6.18%,精矿质量提高一个等级,Li2O作业回收率高达89.23%;⑤色选尾矿、重液中矿和-0.5 mm矿石作为混合中矿,其Li2O品位高达2%~3.57%,以自主 研发的EL为锂辉石浮选捕收剂,经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.53%、Li2O作业回收率91.51%的浮选精矿。全流程试验分选指标优异,有效降低了磨矿成本,具有一定工程推广应用价值。     

碳酸钠和氢氧化钠对锂辉石矿浮选的影响

以四川呷基卡锂矿为研究对象,采用浮选工艺分选锂辉石,主要研究了调整剂碳酸钠和氢氧化钠添加次序、作用时间与用量对浮选指标的影响。发现先添加碳酸钠后添加氢氧化钠,可大幅提高锂精矿的Li₂O品位;适当延长氢氧化钠的作用时间,可有效提升锂精矿Li₂O的回收率;高用量的碳酸钠会抑制锂辉石的上浮,高用量的氢氧化钠则会降低捕收剂对锂辉石的选择性。矿石经2粗3精1扫闭路试验,可获得Li₂O品位和回收率分别为4.48%和87.76%的锂精矿。     

某低品位伟晶岩型锂辉石选矿试验

为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li₂O品位为5.25%,Li₂O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li₂O品位为4.12%,Li₂O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。     

四川党坝锂辉石矿床Ⅷ号脉锂辉石矿物学特征

采用显微镜下观察、电子探针(EPMA)、激光剥蚀等离子质谱(LA-ICP-MS)和X射线衍射分析(XRD)等测试手段对四川党坝锂辉石矿床Ⅷ号脉锂辉石的矿物学特征开展了详细研究。结果显示，锂辉石是主要的矿石矿物，锂辉石晶体粒度较粗大，锂主要赋存于锂辉石中，伴生有铌、钽等有益组分。XRD和LA-ICP-MS分析显示，锂辉石的纯度很高(Li₂O平均含量7.84%)，晶胞参数略小于标准卡片的晶胞参数。电子探针分析结果显示，锂辉石中SiO₂含量较高(65.62%～65.82%)，含有少量的Fe和Mn等杂质。矿石中Li₂O含量达到1.33%。综合分析该锂矿具有重要的开发利用价值。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta2O5、50 400 g/t Nb2O5的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li2O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。     

某伟晶岩型锂辉石矿石浮选试验

某锂辉石矿石Li₂O品位为1.46%，矿物组成复杂，主要有用矿物为锂辉石，主要脉石矿物为石英、长石、云母等，锂辉石与石英、长石的嵌布关系密切，多呈聚粒状分布，局部分散，有的呈针状被云母、石英包裹，或呈片状、粒状等形态分布于云母裂隙中，属于复杂难选伟晶岩型锂辉石矿石。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，矿石在磨矿细度-0.074 mm占72.2%的情况下，采用磁选（636.94 kA/m）脱铁、浮选锂辉石工艺回收锂辉石，其中浮选以Na2CO₃+NaOH作pH调整剂和脉石矿物分散剂，CaCl₂作锂辉石的活化剂，TSY-15作捕收剂，经1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得Li₂O品位为6.02%、Li₂O回收率为80.65%、Fe₂O₃含量为0.67%的锂辉石精矿，达到陶瓷级锂辉石精矿质量标准。     

四川某锂辉石矿浮选试验研究

针对四川某锂辉石矿的矿石性质, 采用碱法不脱泥工艺进行了锂辉石与脉石的分离。探索了调整剂用量和作用时间对锂辉石浮选的影响, 结果表明, 氧化石蜡皂与另外两种阴离子捕收剂组合而成的新型组合捕收剂OPS-3对浮选锂辉石具有较好的选择性和捕收能力。采用OPS-3进行闭路试验, 最终得到Li₂O品位为5.86%、回收率为81.30%的锂辉石精矿。     

浮-磁联合工艺从高炉瓦斯灰中回收焦炭

为了高效回收利用高炉瓦斯灰中的焦炭,采用浮—磁联合工艺对某钢铁公司锌含量为4.43%、碳含量为18.45%的高炉瓦斯灰进行了焦炭回收试验。结果表明:1在煤油用量为800 g/t、松醇油为200 g/t、水玻璃为1 500g/t情况下,1次浮选可以获得碳品位为74.96%、回收率为90.83%、锌含量为1.91%、铁含量为5.19%的浮选精矿;2以磁铁矿为载体,浮选精矿在磨矿细度为-0.074 mm占74.32%、背景磁感应强度为1.5 T的条件下进行强磁选,可获得碳品位为85.17%、回收率达86.29%(对原矿)的焦炭精矿,其锌含量进一步降低为1.29%。该焦炭精矿品质满足返回烧结配矿利用要求。